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文档简介
织金县秀华煤矿掘进工作面作业规程巷道名称:11706运送巷施工单位:秀华矿掘进队编制时间:月日11706运送巷掘进作业规程审批表编制10月日机电矿长10月日生产矿长10月日安全矿长10月日总工10月日矿长10月日会签意见:目录第一节:概述………………3第二节:编写根据…………3第二章:地面相对位置及水文地质状况…3第一节:回风巷巷位置及井上下关系……3第二节:煤(岩)层赋存状况……………4第三节:瓦斯、煤尘自然发火状况………5第四节:地质构造…………5第五节:水文状况…………5第三章:巷道布置及支护阐明……………6第一节:巷道布置…………6第二节:支护设计…………6第三节:支护工艺…………8第四章:施工工艺…………9第一节:施工办法…………9第二节:凿岩方式…………10第三节:爆破作业…………10第四节:装运煤(岩)方式………………10第五节:管线敷设…………10第六节:设备工具配备……10第五章:劳动组织与重要技术经济指标…10第一节:劳动组织…………10第二节:循环作业…………11第三节:重要技术经济指标………………11第六章:生产系统…………11第一节:通风系统…………11第二节:防尘系统…………12第三节:压风系统…………13第四节:防灭火……………13第五节:安全检测系统……13第六节:供电系统…………14第七节:排水系统…………14第八节:运送系统…………15第九节通讯系统…………15第七章:灾害防止及避灾路线……………15第八章:安全技术办法……19第一节:施工准备…………19第二节:“一通三防”管理……………19第三节:顶板管理…………22第四节:爆破管理…………23第五节:防治水管理………26第六节:机电管理…………26第七节:运送管理…………30第八节:其他………………35概况第一节概述一、巷道名称11706运送巷二、掘进目及用途11706运送巷:为满足11706工作面回采时进风、运送、行人等用。三、巷道设计长度及服务年限巷道设计长度:11706运送巷全长350m。服务年限:1年四、预测开竣工时间经矿关于领导研究决定:本掘进工作面自10月上旬开工,预测11月份竣工。编写根据依照年度采掘筹划和当前生产安全需要。地面相对位置及水文地质状况第一节工作面位置及井上下关系11706运送巷相应地面位置、标高,区域内水体和建、构筑物对工程影响,以及巷道与相邻煤(岩)层、邻近巷道层间关系见表1。表111706运送巷井上下关系对照表水平、采区一水平、1采区工程名称11706工作面地面标高+1945--+m井下标高+1905--+1875m地面相对位置建筑物、小井及其她11706运送巷相应地面位置为山,无建筑物。井下相对位置对掘进巷道影响在掘进过程中,应力集中,局部顶板破碎应加强顶板管理。邻近采掘状况对掘进巷道影响除开口外,邻近无采掘状况7号煤层:厚度1.76~1.94m,平均厚度1.85m,煤层采用厚度1.76~1.82m,平均采用厚度1.79m,层位稳定、厚度变化较小,全区可采,大部为单一构造,局部夹1层夹矸,夹矸为泥岩或炭质泥岩,厚度0.77m。属稳定型煤层。位于龙潭组含煤地层上部,上与6号煤层间距在22m左右,下与14号煤层间距在45m左右。顶板为细砂岩、粉砂岩或粉砂质泥岩,底板为泥岩或粉砂质泥岩。第三节瓦斯、煤尘自燃发火状况贵州省煤炭管理局文献:贵州省煤炭管理局文献:黔能源发[]498号关于毕节地区工业和能源委员会《关于祈求审批矿井瓦斯级别鉴定报告报告》批复:瓦斯绝对涌出量为:6.07m3/min,鉴定级别为高瓦斯矿井。依照《织金县三塘镇秀华煤矿6号、7号煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告》,贵州省能源局文献(黔能源煤炭[]579号):关于对《织金县三塘镇秀华煤矿6号、7号煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告批复》,秀华煤矿+1870米标高以上6号煤层无突出危险性,+1855米标高以上7号煤层无突出危险性;该掘进工作面7号煤层无突出危险性。7号煤层为不易自燃煤层,自燃倾向分类为III级。依照贵州省煤田地质局实验室提交鉴定报告,7号煤层煤尘无爆炸性。第四节地质构造水文状况矿区位于三塘向斜北西翼,张维背斜南东翼。工作在总体为单斜构造,7煤层平均走向北75°东,倾向东75°南,煤层倾角倾角11~15°,平均倾角13°,工作面内无影响掘进断层和褶曲构造。一、分析巷道区域重要水源,有影响含水层厚度、涌水形式、涌水量、补给关系、影响限度等。矿区含煤地层龙潭组含基岩裂隙水,为矿床直接充水含水层,煤系地层上覆有较厚隔水层(P3c、T1f1),含煤地层下为约326m玄武岩相对隔水层,因而含煤地层上下含水层对煤层开采无影响。本地最低排泄基准面标高为+1910m。矿区地下水以大气降水补给为主,自然斜坡有助于地表水排泄,故对降水渗漏较为不利,重要矿体大部位于本地最低排泄基准面(+1910m)如下,构造破碎带富水性弱,导水性较好。综上所述,矿区水文地质类型属顶板直接进水为主裂隙充水矿床,水文地质类型为简朴型。2)水害威胁状况分析煤层顶板砂岩水是掘进过程中最直接水源。依照已开掘好巷道涌水状况分析:该巷道施工期间不也许有涌水浮现,也许有顶板淋水现象。因而,该巷道在施工中不也许有大涌水浮现。但在详细施工期间还必要制定专项探放水办法,进行防探水工作,做到有疑必探、先探后掘,并要配备有完好排水设备,掘进巷道正常涌水量约2m3/h,最大涌水量5m3/h。巷道布置及支护阐明第一节巷道布置11706运送巷:开门口位于11轨道下山管子道以上10米位置,开口中线方位角239°掘进20米后,再按方位角329°掘进12米与11轨道下山贯通,形成11706运送巷专用回风巷,然后再退后12米,按+10°倾角,方位角189度掘进48米揭煤。揭煤后沿着7#煤层按方位角180°掘进煤巷至井田边界煤柱,全长350米(其中开门至揭煤钱岩巷为83米)。第二节支护设计一、巷道断面该巷道岩巷为拱形锚网喷支护:设计断面规格为:净宽3.0米,净高2.8米,净断面积为7.1m2。煤巷采用锚网或锚网+锚索支护时,设计断面为矩形。断面规格为:净宽3.4m,净高2.0m,净断面积为6.8m2。施工中线距左帮1.7m,距右帮1.7m。附:巷道支护断面图3-2(二)、支护形式1、暂时支护该巷道采用矩形断面锚网+锚索支护时,迎头采用由3根前探梁构成前探支架作暂时支护,前探梁采用11#工字钢制作,长度不不大于6m,用树脂锚杆和吊环固定,吊环形式为矩形,每根前探梁固定点不不大于3个。前探梁间距1.0m~1.2m。安装吊环锚杆长度不得不大于支护锚杆长度,每个锚杆孔内树脂锚固剂不得少于2块(树脂锚固剂长不不大于0.3m),锚固力不不大于64KN。前探梁前端用2块长不不大于3.0m木板梁(宽×厚≥150mm×60mm)和木小杆接顶。最大控顶距:放炮前为0.8m,放炮后为2.1m,循环进尺为1.3米;在前探梁掩护下方可进行扒碴、打锚杆等工作。附:暂时支护平、剖面图3-32、永久支护⑴、煤巷段永久支护:该巷道沿煤层顶板掘进且顶板完整时,采用树脂锚网+锚索支护;锚杆按施工中线均匀布置,顶板每排五根,株排距0.7m×0.8m。每根锚杆均用2块型号为MSCK2335树脂锚固剂固定,锚固剂直径为23mm,每块长度为300mm,锚固长度不少于500mm。锚杆外露10-50mm,托盘采用厚度不不大于6mm钢板压制成弧形,规格为:不不大于120mm×120mm正方形或直径为120mm圆形,其三点支撑抗压实验强度不低于设计锚固力。依照以往实践经验,经矿长、总工程师及各专业人员研究,该巷道采用锚索加强支护,锚索成单排布置,排距为3m,分布在巷道中心,锚索垂直巷道顶板安装布置。锚梁长度1.0米。锚索初锚力不不大于120KN,锚固力不不大于300KN。锚索外露长度为100-200mm。当顶板局部浮现裂隙或遇断层等地质构造顶板不完整、较破碎时,及时采用架棚支护。若顶板破碎时采用工字钢棚支护,并编制专项安全技术办法。1)、按悬吊理论计算锚杆参数:锚杆长度计算:L=KH+L1+L2式中:L—锚杆长度,m;H—冒落拱高度,m;K—安全系数,普通取K=2;L1—锚杆锚入稳定岩层深度,普通按经验取0.5m;L2—锚杆在巷道中外露长度,普通取0.1m;其中:HB/2f=3.4/7=0.49(m)式中:B—巷道开掘宽度,取3.4m;f—岩石结实性系数,砂岩取3.5;则L=2×0.49+0.5+0.1=1.58(m)锚杆株距、排距计算,普通株排距相等,取a:a=式中:a—锚杆株排距,m;Q—锚杆设计锚固力,64KN/根;H—冒落拱高度,取0.49m;R—被悬吊砂岩重力密度,取25.48KN/m3;K—安全系数,普通取K=2;a==2.6(m)通过以上计算,选用直径18mm、长度1600mm左旋等强度螺纹钢锚杆,锚杆、株排距为700m×800m,可以满足支护规定。2)、锚索加强支护拟定锚索长度:L=La+Lb+Lc+Ld式中L—锚索总长度La—锚索进一步到较稳定岩层锚固长度,m;Lb—需要悬吊不稳定岩层厚度,取2m;Lc—上托盘及锚具厚度,取0.2m;Ld—需要外露张拉长度,取0.3m;按GBJ-1985规定,锚索锚固长度La按下式拟定:La≥K×式中K—安全系数,取K=2;d1—锚索钢绞线直径,取17.8mm;fa—钢绞线抗拉强度,N/mm2(1920MPa,合1883.52N/mm2);fc—锚索与锚固剂粘合强度,取10N/mm2。则La≥2×=1676.3mm=1.6m取La=2.0m,则L=2+2+0.2+0.3=4.5m。设计取锚索长度为6.0m。岩巷段支护:1)暂时支护:工作面不得空顶必要采用锚杆(钢筋网)加初喷暂时支护,初喷厚度不得不大于50mm。一方面班长用红油漆将锚杆眼位按照设计规定标注好,另一方面掘进工按照标注好眼位进行挂眼打孔,钻孔必要垂直于岩面,锚杆外露长度不得不不大于50mm。钢筋网规格:采用Ф6.0mm钢筋网,长×宽=mm×1000mm,钢筋网搭接长度为100mm,钢筋网搭接处必要用8#铁丝绑扎牢固。2)永久支护方式:采用锚网喷永久支护。锚杆采用直径16mm左旋无纵筋螺纹钢,长1.8m,每眼使用两节25×350㎜迅速树脂固化药卷端锚方式。采用直径25㎜钻头施工锚杆眼,锚杆间、排距700×900㎜(每排9根锚杆、顶板破碎时缩小间、排距并把中间顶锚杆换成YMS17.8-61001根锚索,施工角度见附图)。采用120×120×6㎜炭素钢托板。配用1100×2100㎜6.5㎜钢筋焊接网,网孔规格100×100㎜。严格按锚固剂使用阐明进行施工以保证托板紧贴岩体,锚杆预应力达40kN以上。煤帮松软或顶帮为破碎软岩时需对顶帮采用锚网喷支护或工字钢架棚支护,详细规定见补充办法。帮锚杆眼距为700×700mm,并挂网高度不不大于1.6m。喷浆用料采用石子(8~16mm左右粒径碎石)、砂、水泥按1.2:1.5:1比例配比,速凝剂按水泥用量3%加入,喷浆厚度不不大于25mm。喷浆滞后迎头15~20m。a、锚杆施工技术规定1、锚杆采用φ18×1600mm左旋树脂锚杆,每根锚杆用2节锚固剂,喷砼厚度为100mm,锚杆间排距为800mm×800mm;钢筋网片(规格1000mm*mm)。2、锚杆垂直巷道轮廓线布置,锚杆托盘必要紧贴岩面,锚杆外露长度为20--50mm。3、采用MFT-150风动锚杆机打锚杆眼,永久支护每次爆破前距工作面空顶不得不不大于1.5m,爆破完毕后,及时在永久支护掩护下设上暂时支护(初喷),并保证暂时支护安全可靠,禁止空顶作业。4、锚杆孔打好后,用锚杆将树脂药轻轻送入眼底,再用锚杆机进行搅拌,搅拌时间为20--30s凝固后退下锚杆机,15min后将螺母拧紧,规定托板贴紧岩面,保证支护效果,避免顶板离层。5、锚杆必要严格按照规程规定,找好中线,画出工作面锚杆眼位置,排间距误差为±100mm。6、锚杆规定与岩层层面或巷道周边轮廓线垂直,禁止浮现顺层锚杆。7、锚杆必要用长度不不大于0.5m力矩扳手拧紧,托板紧贴格栅拱,拧紧力矩不不大于100N.m。8、每隔30m巷道进行一次组锚杆拉力实验,并用红油漆做好标记。9、进行永久支护前,必要先延好中腰线,巷道断面达到设计规定后,方可进行支护。10、锚杆眼方向、长度、角度及锚杆眼位置必要符合施工设计规定。11、打锚杆顺序为由顶到帮、由外往里进行。12、打锚杆眼前,必要先对打眼工具、风水管路进行全面仔细检查。13、钻眼时,钻杆下方不得有人,扶钻杆人员要避开眼口方向,站在锚杆机(风钻)侧面操作,两腿先后错开,脚踏实地。14、钻眼时,钻杆与钻眼方向要保持一致,用力要均匀恰当,升降要平稳,以防折断钻杆、夹钎。15、因围岩破碎导致锚杆外露过长时,必要重新补打锚杆。16、安装锚杆前,先用锚杆装入孔内试探其深度与否达到规定,若是眼孔深度不够,必要重新钻孔使其深度达到设计规定。附图6锚杆施工工艺流程图b、喷射砼施工技术规定1、喷砼配合比:水泥:砂子:水=1:2.5:0.4,速凝剂必要按水泥用量3--5%掺入,初喷必要紧跟工作面,厚度不得不大于30mm,复喷必要紧跟耙装机,距工作面不得不不大于30m,复喷后必要保证巷道表面光滑平整,并达到设计厚度100mm。2、喷砼强度必要达到设计规定。3、喷砼前,必要对锚杆进行严格工程质量检查,若存在质量问题时,必要及时整治。4、喷砼前,应先对喷浆机、管路、压力表进行仔细检查,确认完好并试运转,且将风、水压力表读数调到合理位置。5、喷砼前,必要用清水将巷道帮顶清洗干净。6、喷砼时风压为0.12--0.22Mpa,水压为0.22--0.32MPa。7、喷砼时混合料含水率保持在7%左右,以便减少喷浆粉尘。8、拌料按配合比配料,并搅拌均匀,上料时,要均匀持续,以便于喷射。9、喷砼操作人员都必要佩戴防尘口罩,喷射手还须佩戴眼镜,雨衣和胶手套。10、喷砼时,喷射手必要合理调节水灰比,使之保持在0.35~0.4间,以新喷出混凝土粘性好、回弹量少、表面有一定光泽为宜。11、喷砼时,要按从下往上、从外往里有顺序依次进行,喷射过程中,先喷裂缝处及低凹处,喷平后,再按划小圈走线正规操作喷射。12、若遇围岩渗漏水时,依照渗水状况分别采用封、堵、截、引办法进行解决,若用上述办法不能解决时必要另报办法。13、喷砼作业中若发生堵管时,必要按压喷头,采用敲击法疏通,且喷嘴前方禁止有人。14、喷砼作业结束后,喷浆机要清理维护,清除粘结在电缆及风水管上浆体。2、永久支护注意事项出渣工序结束,开始进行顶帮锚杆永久支护。详细规定如下:一方面检查巷道规格尺寸与否符合设计规定,解决完不合格部位。按照设计锚杆眼眼距、深度、角度,顶部用锚索钻机打眼,钻头直径Φ28mm。巷帮用煤电钻或手持式锚杆钻机打眼,钻头直径Φ30mm。安装锚杆前,将眼孔内煤、岩粉清理干净,办法是用钻杆来回抽动清眼或运用专用清眼器连接高压风吹眼,保证锚固剂与锚杆眼壁良好接触。安装规定:①检查锚杆规格尺寸与否符合设计规定;检查螺纹钢锚杆与否合格,杆体有无氧化生锈,若有必要擦刷干净;锚固剂有无过期结块变质,包装袋有无破裂损坏,影响正常使用,必要更换。②检查锚杆眼眼位、角度、深度与否符合设计规定,办法是用待安装锚杆伸入锚杆眼孔检查,看锚杆车丝段与否接近孔口(间距不不不大于30mm)不合格必要重新打眼。③先将铁托板和限位螺帽上好(限位距离30-40mm),再将螺纹钢锚杆拧入锚杆钻机连接套中,然后将两节树脂药卷依次放入锚杆眼孔内,用锚杆麻花状端头顶在树脂药卷后端,缓缓将树脂药卷送入眼底,启动锚杆钻机边旋转边将锚杆推入眼底。规定旋转搅拌时间必要控制在20-30秒之间,搅拌结束,锚杆钻机保持推力一分钟,使锚杆杆体暂时固定,保证搅拌后树脂药卷充分凝固,防止锚秆在树脂凝固前下滑。铁托板要紧压在钢筋网上。每套锚杆安装一至两只螺帽,等16分钟后必要将螺帽用扳手逐个再拧紧上牢,达到规定预紧力(4KN以上)。支护工艺一、支护材料1、支护材料⑴、锚杆支护材料规格及质量规定:锚杆及锚固剂:锚杆采用HRD335号钢制成左旋等强度螺纹钢锚杆,规格为:ø18mm×1600mm,每根锚杆孔内装树脂锚固剂不得少于2块,锚固长度不不大于500mm。锚杆与顶板岩面夹角不得不大于75°。锚杆杆体屈服载荷不不大于7t,其螺母应选用配套原则螺母,强度与杆体相匹配。托盘采用厚度不不大于6mm钢板压制成弧形,规格为:不不大于120mm×120mm正方形或直径为120mm圆形,其三点支撑抗压实验强度不低于设计锚固力。树脂锚固剂规格:ø=23mm,长300mm,锚固剂型号为MSCK2335,每根锚杆锚固力不得不大于64KN,树脂锚固剂搅拌时间为15~20秒,凝胶时间普通为0.5~1min,等待时间普通为5min。⑵、锚网:锚网采用直径不不大于4.5mm冷拔丝制作经纬网,网格之间要焊接牢固,网规格为:长×宽=1800mm×1000mm,网格为:长×宽=100mm×100mm,网要压茬连接,搭接长度不不大于100mm,搭接时采用14#铁丝,每10cm固定两个点,并在使用前清除锈污;采用联网钩子连接。⑶、高强锚索直径为17.8mm,长度为6000mm。每孔使用3块型号为MSCK2335树脂锚固剂固定。2、锚杆安装工艺⑴、打锚杆眼:打眼前,一方面按照中、腰线严格检查巷道断面规格,不符合伙业规程规定期,必要先进行解决,打眼前要先敲帮问顶,仔细检查顶帮围岩状况,找掉活矸、危石,确认安全后方可进行工作,锚杆眼位置要精确,眼位误差不得超过100mm,眼向误差不得不不大于15°。锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配,打眼时应在钎子上做好标志,严格按锚杆长度打眼,深度1.5m,锚杆眼打好后,应将眼内岩渣、积水清理干净,打眼时,必要在前探支架掩护下操作。打眼顺序,应由外向里依次进行。⑵、安装锚杆:①安装前,应将眼孔内积水、岩粉用压风吹扫干净,吹扫时,操作人员应站在孔口一侧,眼孔方向不得有人。6②检查锚杆眼深度,其深度应保证锚杆外露丝长度为10mm~50mm。锚杆眼超深某些应填入炮泥或锚固剂;未达到规定深度锚杆眼,应补钻至规定深度。③检查树脂锚固剂,破裂、失效锚固剂不准使用。④将树脂锚固剂按照安装顺序轻轻送入眼底,用锚杆顶住锚固剂,运用迅速搅拌器搅拌15~20秒,然后停止锚杆旋转,等待5min,然后拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力,拧紧力矩不不大于120N·M。在树脂锚固剂没有固化前禁止移动或晃动锚杆体。二、矿压观测1、仪器安设在掘进工作面每隔30m安设一台顶板离层仪。2、矿压观测内容每周对掘进巷道内布置顶板离层仪进行两次以上动态监测,并记录所得数据,及时对数据做出相应分析。三、工程质量原则工程质量原则按照《贵州省煤矿安全质量原则化原则及考核评级办法(试行)》中锚网巷道质量验收原则执行,对现场工程质量逐项对照检查验收。工程质量必要达到优良品。附:锚网巷道工程质量原则表见表2第四章施工工艺第一节施工办法一、施工办法1、11706运送巷施工办法:11706工作面掘进采用人工接溜槽、人工装煤,SGB420/40TX刮板输送机、DSJ60/20/2×22皮带运送机运煤。2、开门口处为锚喷支护,顶板完整,开门口放炮前,一方面将开门口先后各不不大于10m范畴内巷道进行检查、加固,及时摘除顶帮危岩活石。3、响完炮后,先进行敲帮问顶、摘除活岩危石,并用前探支架作暂时支护,控制好顶板,在其掩护下进行出碴、支棚等工作,禁止空顶作业。4、施工中,严格执行敲帮问顶制度和放炮站岗制度。二、掘进工艺流程交接班→安全检查→延长刮板输送机→钻炮眼→装药爆破→整修支架→洒水除尘→敲帮问顶→暂时支护→出煤→打锚杆→铺网→出货清理。凿岩方式本工程所施工巷道均采用打眼放炮办法破煤(岩)。一、打眼机具:采用2台风煤钻(一台使用,一台备用);2台风动作岩机;2.0m长麻花钻杆打眼;2台风动作岩机(一台使用,一台备用);2.0m长钻杆打眼二、降尘办法有水炮泥定炮、装煤前洒水、爆破后冲刷煤帮,启动水幕。第三节爆破作业该掘进工作面采用炮掘,楔形斜眼掏槽方式进行破煤。一、炸药、雷管:使用安全级别不低于三级煤矿许用炸药和煤矿许用毫秒延期电雷管。二、装药构造:正向装药构造三、起爆方式:起爆使用MFB200型发爆器起爆,联线方式为串、并联联线,全断面一次装药,一次起爆。附:爆破阐明表表3附:炮眼布置图4-1附:装药构造示意图4-2装运煤(岩)方式采用SGW-40T溜子配合胶带输送机进行运送。第五节管线敷设一、管线吊挂掘进迎头风筒沿左帮吊挂,防尘水管沿风筒下沿吊挂,距底板为1.5m,电缆沿巷道右帮吊挂,每3m设一种吊挂钩,吊挂高度距底板1.6m。设备工具配备附:设备工具配备表表4第五章劳动组织与重要技术经济指标劳动组织本工程施工期间采用“三八制”,一日三班,每班一循环组织生产,循环进尺1.7m,日进尺5.1m,月进139m,正规循环率为97%,每小班在册10人,出勤8人,出勤率80%。采用综合工种,一工多能,分工负责劳动制度,放炮员、刮板输送机司机等特殊工种一定要通过培训,获得合格证者方可担任,并做到持证上岗。附:劳动组织图表表5循环作业附:正规循环作业图表表6第三节重要技术经济指标附:技术经济指标表表7 第六章生产系统 第一节通风系统一、掘进工作面风量计算:1、①按照瓦斯涌出量计算=125×0.467×2.0=116.75m3/min式中:Qhf—掘进工作面需要风量;qhg—掘进工作面回风流中年度最大绝对瓦斯涌出量,取0.467m3/min,;Khg—掘进工作面瓦斯涌出不均匀备用风量系数,正常生产条件下,持续观测一种月,日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日绝对瓦斯涌出量比值,取2.0;125—按掘进工作面回风流中瓦斯浓度不应超过0.8%换算系数。②按炸药量计算Qhf≥25Ahf=25×7.5=187.5m3/min式中:Ahf—掘进工作面一次爆破所用最大炸药量,7.5kg。③按工作人员数量验算Qhf≥4Nhf=4×13=52m3/min式中:Ncf—掘进工作面同步工作最多人数,13人。=4\*GB3④按风速进行验算a.验算最小风量有瓦斯涌出岩巷,半煤岩巷和煤巷Qhf≥60×0.25Shf=60×0.25×6.88=103.2m3/minb.验算最大风量Qhf≤60×4.0Shf=60×4×6.88=1651.2m3/min式中:0.25—有瓦斯涌出岩巷、半煤岩巷和煤巷容许最低风速;Shf—掘进工作面巷道通风净断面积,取6.88m2。依照以上计算,取掘进工作面需要风量为188m3/min(不不大于以上计算最大值)2、以掘进工作面需要风量Qhf和巷道设计最大供风距离,计算局部通风机需要吸风量。Qaf=Qhf/(1-P百)m=188/(1-10%)5≈318m3/min式中:Qaf—局部通风机需要吸风量,m3/min;Qhf—掘进工作面需要风量,188m3/min;m—独头通风百米长度指数(即通风长度为100,200,300…800m时,m=1,2,3…8),取5;P百—柔性风筒百米漏风率,可参照表(4)得。柔性风筒百米漏风率表4通风距离(m)<200200-500500-10001000->百米漏风率(%)<15<10<3<2<1.5据上述计算,掘进工作面供风选用KDF-6.3型2×11KW局部通风机,其实际吸风量为330m3/min,不不大于219m3/min,配ф0.8m风筒。3、掘进工作面全风压风量计算Qhf=Qaf+60×0.25Shd=330+15×9.2=468m3/min;式中:Qhf—局部通风机安装地点需要风量,m3/min;Qaf—局部通风机实际吸风量,m3/min;0.15—无瓦斯涌出岩巷容许最低风速;0.25—有瓦斯涌出岩巷、半煤岩巷和煤巷容许最低风速;Shd—局部通风机安装地点到回风间巷道最大断面面积,9.2m2。因而,本巷需要风量为468m3/min。防尘系统自回风井防尘干管上接D50钢管,Φ19mm和Φ13mm胶管接至迎头,供水压力0.3MPa。距迎头30~50m范畴内安设风流净化喷雾,并悬挂捕降尘水帘。喷雾管固定在棚梁上,且喷雾管在前,水门开关在后,相距3~5m。各转载点要自动安装喷雾装置,并保持敏捷可靠,雾化效果好,使用正常。掘进工作面回风口混合风流20m范畴内安设一道能封闭全断面水幕。所有防尘及降尘设施都要随巷道不断延深而前移,防尘管每隔100m,预留一种三通阀门,以备接水管定期冲刷巷道内粉尘,放炮先后冲刷30m内巷道洒水降尘,定期冲刷巷道顶帮,20m内每班冲尘一次,20m外每旬冲尘一次。搞好个人保护,坚持人人佩带防尘口罩,搞好风流净化,健全防尘设施等综合防尘办法。附:防尘系统图6-1压风系统风源来自地面压风机房,自主平硐→接入11706运送巷迎头,分别用Φ150mm、Φ50mm钢管和Φ19mm胶管接至迎头。地面风压为6MPa,迎头风压最小为3.5MPa。压风系统地面压风机房→副平峒→11706运送巷附:压风系统图6-2防灭火该掘进工作面防火重点是防设备、机械摩擦生热、缆线和人为火灾。控制风流、调节风流控制火势蔓延。防火水源来自回风井防尘干管,接Φ50mm钢管及Φ19mm、Φ13mm胶管至迎头。皮带机电峒室要储备至少2台干粉灭火材料,并要定期检查更换。安全监测系统一、便携式甲烷报警仪配备和使用1、瓦检员携带便携式甲烷报警仪及光学甲烷检测仪,安全员及管理人员下井时必要携带便携式甲烷报警仪,对其分管范畴内甲烷进行不间断监测,如有报警现象(甲烷报警点为0.8%)必要进行解决。2、爆破工下井担任爆破工作时,必要携带便携式甲烷报警仪,在爆破地点每次爆破时进行“一炮三检”工作,并做好记录。3、当班班组长下井时必要携带便携式甲烷报警仪,并把常开报警仪悬挂在掘进工作面不不不大于5m范畴内无风筒一侧,当报警时,停止工作,进行解决。4、机电流动电钳工下井肩负机电维修工作时,必要携带便携式甲烷报警仪,在检修工作地点20m范畴内检查甲烷气体浓度,有报警现象时,不得通电或检修。5、严格执行《煤矿安全检控系统及检测仪器使用管理规范》(AQ-1029-)二、监测分站及传感器配备和使用1、局部通风机开关附近安设KJ95N安全监控分站,对迎头瓦斯、风车开停、供电状况进行远程监控。分站安设于局部通风机开关附近,便于人员观测、调试、检查、支护良好、无积水、无杂物进风巷道或硐室中,安设时应加垫支架,使其距巷道底板不低于300mm或吊挂在巷道中。2、安全监控设备供电电源必要取自被控开关电源侧,禁止接在被控开关负荷侧。3、巷道内设立2个瓦斯传感器T1、T2,T1距工作面迎头不不不大于5m,断电浓度为0.8%,T2距回风口10~15m,断电浓度为0.8%,复电浓度均在0.8%如下,并只能人工复电,规定瓦斯电闭锁必要完好,能正常断电。4、甲烷传感器应安装在巷道上方,垂直悬挂,距顶板不得不不大于300mm,距巷帮不得不大于200mm。传感器与分站之间用型号为MHYVRI*4*7/0.28专用电缆连接。5、掘进工作面局部通风机必要设立设备开停传感器。6、掘进工作面局部通风机风筒末端宜设立风筒传感器。7、为检测被控设备瓦斯超限与否断电,被控开关负荷侧必要设立馈电传感器。8、暂时停风停电导致掘进工作面CH4浓度超限,必要采用办法进行CH4排放。如CH4浓度达到0.8%~2.4%(不含2.4%)时由瓦检员自行排放,如CH4浓度达到或超过2.4%时必要报专门排放CH4办法,由救护队进行排放。9、掘进工作面风流中瓦斯浓度达到0.8%时,必要停止打眼。爆破地点附近20米以内风流中瓦斯浓度达到0.8%时,禁止爆破作业。10、掘进工作面风流中、电动机或其开关安设地点附近20m以内风流中瓦斯浓度超过1.2%时,必要停止作业,切断电源、撤出人员,采用办法进行解决。11、工作面内,体积不不大于0.5m3空间内积聚瓦斯浓度达到1.6%时,附近20m内必要停止工作,撤出人员切断电源,进行解决。12、对因瓦斯浓度超过规定被切断电源电气设备,必要在瓦斯浓度降到0.8%如下时方可人工复电。13、工作面风流中CO2浓度达到1.5%时必要停止工作,撤出人员,查明因素,制定办法,进行解决。14、禁止无风、微风及瓦斯超限作业。附:监控检测系统图6-3供电系统由中央变电所变电所敷设一条25mm2橡套电缆,至迎头配电点(输出电压660V),配电点设总开关、风电闭锁装置及综合保护装置。供迎头各机械设备备用,电缆要吊挂整洁,电缆钩每2米一种,电缆垂度不不不大于50mm。配电点设立在距迎头100m以外安全地点,必要采用风电闭锁检漏继电器等装置。供电系统:中央变电所→副平硐→→11706运送巷→迎头。附:供电系统图6-4排水系统预测本巷道在掘进过程中浮现顶板淋水,沿巷道左帮毛水沟流至巷道低洼处水仓内。毛水沟流水畅通,距迎头最远不不不大于30m。水仓安设FWQB30-18型风泵,并在巷道左帮敷设一路1.5吋排水管,再配备一台FWQB30-18型风泵备用。排水系统:11706运送巷掘进工作面—11轨道下山-副平硐排水沟--地面。运送系统运煤(矸)系统:初期:11706运送巷—11轨道下山-副平硐——地面矸石场。后期:11706运送巷—11运送下山-主平硐——地面煤场。二、运材料、设备:地面——副平硐—11706运送巷掘进工作面。第九节通讯系统本工作面迎头后方100米内必要安设电话,电话可以直接和地面调度站、地面监控中心互相直接联系,满足通讯需要。第七章灾害防止及避灾路线一、灾害防止(一)顶板灾害防止:1、施工人员进入掘进工作面前,必要由班组长由外到里认真检查巷道支护状况,发现问题及时解决。2、严格执行敲帮问顶制度,发现不安全隐患及时解决。3、严格按照设计循环图表掘进,每次放炮结束、敲帮问顶后,及时初喷或前探梁等暂时支护,禁止空顶作业,出煤(矸石)后及时进行永久支护。遇到顶板破碎段,放炮进度由1.6m/循环减少到0.8m/循环,并及时进行暂时支护和永久支护。4、在敲帮问顶过程中,敲帮问顶人员必要站在后退道路畅通安全地点,并用专用长柄工具,由外向里,先顶后帮依次进行。敲帮问顶工作由两名有经验工人担任,一人找顶,一人观测顶板。5、严格按爆破阐明书打眼、装药、放炮,以保持顶板完整性。6、严格执行敲帮问顶制度,每次进入迎头时,一方面由外向里进行敲帮问顶,摘除活岩危石,检查工作面顶帮和支护状况,当安全无问题时方可进行其他工作。掘进中,施工人员坚持20分钟一次敲帮问顶制度,及时清除危岩和伞檐煤皮、排除隐患。7、过断层、煤柱压力集中区掘进时,要及时缩小棚距及循环进尺,背好顶,必要时密背顶帮,防止漏顶。8、加固好迎头10米内棚子,采用木撑杆对棚头及棚口如下1米处进行加固,将棚子连成一体,保证棚子稳定性,防止放炮打倒棚子导致冒顶。9、严格按炮眼布置图及爆破阐明书打眼、装药。防止打眼方向不对和装药量过多,崩倒棚子导致冒顶。10、放炮后及时使好前探支架,前探支架上部用棚头或板梁小杆、木楔架实背老,禁止空顶作业。(二)瓦斯、煤尘、火灾事故防止:1、瓦斯事故防止:(1)、防止瓦斯积聚,加强通风,加强瓦斯检查与检测,及时解决局部积聚瓦斯。(2)、严格爆破管理,必要使用安全级别不低于三级煤矿安全炸药和煤矿需用毫秒延期电雷管,禁止明火放炮和放糊炮。(3)、加强电器设备管理,不得带电检修、搬迁电器设备。禁止拆卸、敲打、撞击矿灯。防止摩擦火花和撞击火花产生、静电火花产生。(4)、严格执行瓦斯检查制度,瓦斯检查员每班至少三次到迎头检查瓦斯,并及时理解工作面有害气体状况,爆破工要做到“一炮三检”并记录好,班组长运用便携式甲烷检测报警仪检查沼气浓度,坚决做到瓦斯超限不作业。便携式甲烷检测报警仪悬挂在迎头外不不不大于5m处地点。(5)、掘进工作面必要安有延时风电闭锁和瓦斯超限断电闭锁装置。(6)、对发生高冒地点,要及时采用充填或导风办法。防止有害气体积聚,并将解决成果记入专用记录本中备查。2、煤尘、火灾事故防止:(1)、迎头掘进必要采用湿式打眼,水炮泥,转载点喷雾、冲刷岩帮等综合防尘办法。(2)、健全防火制度,防止烟火入井,防止明火点燃,防止爆破引起火灾,防止电器火灾。(3)、凡煤巷发生冒高超过2m或空洞体积超过6m3状况要及时填实或设导风板,防止积聚热量发火。并将解决成果记录备查。(4)、健全完善防火管路系统(与防尘共用),管好本工作面防火管路,装备及设施。(三)水灾防止:(1)掘进巷道低洼处安设KQW30-50-7.5型潜水泵,并有一台备用泵,保持正常运转。(2)必要按《矿井防治水管理规定》规定,留足断层煤柱。(3)掘进过程中如遇底鼓、底板渗水、水色发浑,顶板淋水加大、有异味、片帮等现象时要及时停止掘进,撤出人员,及时告知调度室、技术部等部门,采用办法进行解决。(4)坚持“逢掘必探”制度,编制本掘进工作面探放水设计并贯彻学习,按探放水设计组织施工,开工前先进行探放水打钻,申请三塘镇包保领导和三塘煤检站验收后开始掘进,并且做好“本工作面掘探状况”记录,容许掘进距离完毕后,立即安排第二次探放水打钻,后来循环进行。(四)煤与瓦斯突出防治(1)、技术部门编制《11706运送巷工作面防治煤与瓦斯突出设计》,并组织工人贯彻执行。(2)、成立本工作面专职防突队伍,配齐防突钻机和WPC防突仪。⑶、必要进行“四位一体”综合防突办法,区域防突和工作面防突办法工作后,编制消突评价(抽采达标评判),方可掘进,此工作必要循环进行。(4)、掘进过程中如浮现煤与瓦斯突出预兆时,必要及时停止掘进,撤出人员,及时告知调度室、技术部等部门,采用办法进行解决。二、发生灾害时应采用自救方式、组织急救办法1、发生顶板事故自救方式、急救办法(1)当发现冒顶征兆,而当时又难以采用办法防止顶板冒落时,要迅速离开危险区,撤退到安全地点。(2)遇到冒顶堵人时:被堵人员要迅速组织起来,听从灾区中班组长和有经验老工人指挥,团结协作,尽量减少体力和隔堵区氧气消耗,有筹划地使用饮水、食物和矿灯等,如被困地点有电话,遇险人员应及时报告状况,否则,遇险人员应及时采用呼喊、敲打(不要敲打对自己有威胁支架、物料和岩块)等办法,发出有规律、不间断呼救信号,以便营救人员理解灾情,组织力量进行急救。(3)急救埋压人员:一方面检查附近支护状况,发既有折损、歪扭、变形棚子,要及时解决好,保障退路安全。依照顶板垮落状况,因地制宜地进行支护,在架设支架牢固可靠后,派专人观测顶板,清理被埋压人员附近煤矸,直至人员救出。若人员被大块矸石压住,应用千斤顶等工具把大矸石顶起,将人救出。(4)当隔堵人员短时间内无法救出时,急救人员拟定遇难人员位置和人数后,一方面向遇难地点加强通风,用风水管、打钻等办法输送新鲜空气,饮料和食物。急救中应加强支护,避免再次冒顶,并清理好后退路。清理冒落矸石要小心,以免伤害遇难人员。2、瓦斯、煤尘爆炸事故自救方式⑴发生瓦斯、煤尘爆炸时,现场人员要迅速背向空气震动方向,脸向下卧倒,头要尽量低些,用湿毛巾捂住口鼻,用衣服等物盖住身体,尽量减少肉体外露某些。在爆炸一瞬间,要尽量屏住呼吸,防止吸入大量高温有害气体。与此同步,要迅速取下自救器,按照操作办法把它戴好。⑵戴好自救器后,要辨清方向,沿避灾路线,尽快进入新鲜风流中离开灾区。撤离中,要由有经验老工人带领同行。如果巷道中破坏很严重,又不懂得撤退路线与否安全,就要设法找到永久避难硐室或到较安全地方去暂时躲避,安静而耐心地等待救护。躲避地方要选取顶板结实,没有有害气体,有水或距水较近地方,并且要时时注意附近状况变化,发既有危险时,就要转换地方。⑶避灾撤离过程中,每个人都要自觉地遵守纪律,听从指挥,并严格控制矿灯使用。要积极照顾好受伤人员,还要时时敲打铁道或铁管,发出呼救信号,并派有经验老工人(至少两人同行)出去侦察。通过探查确认安全后,人们就可向进风口退出,并在沿途做出信号标记,以便救护队跟踪寻找。如有也许,要寻找电话及早同地面获得联系。3、火灾事故自救方式在井下无论任何人发现烟气或明火等火灾灾情,应及时向现场领导人报告,并迅速告知附近工作人员。现场人员要及时组织起来,在尽量判明事故性质、地点及灾害限度、蔓延方向等状况同步,迅速向矿调度室报告,祈求救护队援救,并及时投入急救。急救时,应及时切断灾区内电源,并迅速告知或协助撤出受火灾影响区域内人员。如果火势不大,就应依照现场条件及时组织力量将火直接扑灭。如果火灾范畴大或火势猛,则应在撤出灾区人员,保证自身安全前提下,采用办法稳定风流、控制火势发展,防止人员中毒和防止瓦斯、煤尘爆炸,并随时保持和地面指挥部联系,依照指挥部命令行事。如果现场人员无力急救,同步人身安全受到威胁,或是其她地区也发生了火灾,当接到撤退命令时,就要及时安全撤退。凡是见到火或突然接到火警告知,需要及时撤退一切人员,无论在任何状况下都不要惊惶失措,盲目行动,而要在判明灾情和自己实际处境状况下,想好应急办法之后再采用行动。应急办法必要及时、对的、坚决。4、水害事故自救方式、急救办法⑴当发生突水事故时,在突水迅猛、水流急速状况下,现场人员要及时避开出水口和泄水流,躲到硐室内、拐弯巷道或其她安全地点。如果状况紧急来不及转移躲避时,可抓牢棚梁、棚腿或其她固定物体,防止被水冲倒或冲走。⑵如果是采空区积水涌出,使所在地点有毒有害浓度增高时,应及时佩戴隔离式自救器。在未拟定所在地点空气成分能否保证人员生命安全时,禁止随意摘掉自救器口具和鼻夹,以免发生中毒窒息事故。⑶当井下发生突水事故后,决不容许任何人以任何借口在不佩戴防护器具状况下冒险进入灾区。⑷积极妥善地组织急救。突水事故初期,应在现场领导干部和有经验老工人组织带领下,运用既有人力、物力,迅速进行急救工作。⑴如果突水点周边围岩坚硬、涌水量不大,可组织力量就地取材,加固突水点,尽快堵住出水口。⑵在水源状况不明,涌水汹猛,顶帮围岩松软状况下,决不也许强行封堵出口,以免引起大面积突水,导致人员伤亡,扩大灾情。⑶对于受伤矿工,应迅速急救,搬运到安全地点,及时进行急救解决。5、急救伤员原则急救窒息或心跳呼吸骤停伤员时,要先复苏,后搬运;急救出血伤员时,要先止血,后搬运;急救骨折伤员时,要先固定后搬运。三、撤退方式及避灾路线(一)、若迎头发生水、火、瓦斯、煤尘等灾害时,灾区现场又不具备急救事故条件,或也许危及人员安全时,施工人员要一方面带好自救器,切不可惊慌失措,盲目行动,现场负责人要临危不惧,沉着镇定,分析判明受灾状况和所处实际环境后,组织现场合有施工人员,以最迅速度,选取近来避灾路线撤离灾区。(二)、避灾路线:1、避水灾路线:工作面迎头→主、副平硐→地面。2、若迎头发生瓦斯爆炸、煤尘爆炸等火灾事故,迎头施工人员按如下线路进行撤离。避灾路线必要每人熟悉,且在现场制作常醒目避灾路线专用牌板,设在出口位置。工作面迎头→主、副平硐→地面。附:避灾路线图7-1安全技术办法施工准备1、施工前,由技术负责人负责组织传达批准《掘进作业规程》。传达后进行考试、签字,成绩合格(80分以上)方可下井作业。不合格人员必要补考,补考合格后再下井作业。轮休或请假人员上岗前必要进行学习,并考试合格。干部工人学习、考试成绩分别登记在《掘进作业规程》学习考试登记表上。2、施工前,技术部必要提前给出开门位置,标定好中腰线,制作“本工作面施工图牌板”并在规定位置吊挂好,施工单位严格按规定施工。3、开门前,必要对开门口先后各不不大于10m巷道支护进行检查加固,并将各种管路、电缆落地,用旧皮带、板梁或煤(岩)碴掩护好。4、开门前,应提前按设计规定,安设局部通风机接好风筒,准备好各种支护材料。第二节“一通三防”管理1、加强通风管理,局部通风机必要由指定人员进行管理,并实行挂牌管理,不得浮现无筹划停风,有筹划停风必要有专项通风安全办法。2、风筒要用抗静电、阻燃风筒。风筒吊挂平直,无脱节、无破口,风筒口距迎头不不不大于5m,以保证迎头有足够风量,漏风率不超过3%。3、管理好为本运送巷调风风门、风窗等设施,不准随意同步打开风门和挪动风窗位置,并保护好瓦斯牌板。4、使用局部通风机掘进工作面,不得停风;因检修,停电等因素停风时,必要撤出人员,切断电源。恢复通风前必要检查瓦斯,只有在局部通风机及开关附近20m内风流中瓦斯浓度都不超过0.5%时,方可人工启动局部通风机。5、局部通风机必要使用带有风电闭锁、使用装有选取性漏电保护装置供电线路供电。6、局部通风机因故停止运转,在恢复通风前,必要一方面检查瓦斯,只有停风区中瓦斯浓度不超过0.8%和二氧化碳浓度不超过1.5%,且符合《煤矿安全规程》第一百二十九条启动局部通风机条件时,方可人工启动局部通风机,恢复正常通风。7、该巷道必要使用“双局扇、双电源”,实现局扇自动切换,风带自动调节,以防正常使用局扇浮现故障或正常使用电源停电导致迎头突然停风,影响安全和正常生产。8、掘进迎头必要配备合格瓦斯断电仪,瓦斯传感器距迎头不不不大于5m,垂直悬挂在棚梁上,距棚梁不不不大于0.3m,距巷道侧壁不不大于0.2m。瓦斯报警浓度为0.8%,断电浓度为0.8%,复电浓度不大于0.8%。断电范畴:巷道内所有非本质安全型电气设备。9、掘进巷道必要安设隔爆水袋,水袋区长度不不大于20m,水袋间距为1.2~3.0m,其第一排距迎头保持60~200m,巷道长度超过200m时应设多组,每组间距不不不大于200m。水袋与顶板及两帮距离不不大于0.1m,距轨面不不大于1.8m,并保持高度一致,需放顶时,水袋区与先后20m巷道断面应保持一致。水袋区应设在巷道直线段内,距巷道交岔口,拐弯处距离保持50~75m,距风门应不不大于25m。水袋中水量为200L/m2。10、班组长要携带便携式甲烷报警仪,每班掘进迎头必要悬挂一台正常启动便携式甲烷报警仪。报警仪悬挂位置距迎头不不不大于5m,距棚梁不不不大于0.3m,距巷道侧壁不不大于0.2m。每隔2小时读数记录一次,每班记录不少于3次。11、掘进工作面一定要实行湿式打眼,禁止干打眼。12、距掘进工作面20m范畴内必要安设水针,水针所在地有放水炮泥箱子,箱子内有不少于定一次炮所用已灌好水水炮泥。定炮时必要使用水炮泥。13、距运送巷30~50m范畴内设一道能封闭全断面水幕,放炮员在联炮后向外敷设母线时启动喷雾,放炮并等炮烟散净后关闭喷雾。14、掘进迎头回风口混合风流处20m内安设一道能封闭全断面常开净化水幕,并在有效范畴内挖出引水沟。15、巷道要经常清尘,保证无粉尘积聚现象。16、掘进工作面放炮先后附近30m巷道内,必要洒水降尘。17、防尘管路必要接至迎头,每100m设三通一种,以便及时降尘。18、施工地点所有电器设备必要时时保持完好,杜绝一切失爆现象,电缆接头消除鸡爪子、羊尾巴、明接头。19、电缆吊挂整洁,防止破皮漏电引起火灾。20、定期对巷道内空气、温度、二氧化碳浓度进行检查,发现问题及时报告矿关于部门,采用办法进行解决。现场人员按避灾路线迅速撤离。21、防火重点是防设备、缆线和人为火灾。①、电气设备、缆线着火时,一方面切断电源,用沙子、岩粉灭火。②、因机械摩擦生热、油脂、纱布或其他引起火灾,可运用身边物件,水管直接灭火。③、应用控风技术进行风流调节控制火势蔓延。22、供电必要严格执行“三专两闭锁”规定,且随时保证其敏捷可靠。23、无风、微风及瓦斯超限时,禁止作业,并及时将人员撤到新鲜风流处。24、每班必要有专职瓦检员、安检员在现场值班并交接班。25、当运送巷瓦斯浓度突然增大时,班队长必要及时将人员撤至有新鲜风流安全地点,同步向调度室报告。26、暂时停电停风时必要及时撤出运送巷及巷道中所有作业人员,待恢复供电供风后,经瓦斯员检查运送巷及其回风流中瓦斯浓度不超过0.8%时候方可恢复工作。禁止瓦斯超限作业。排放时,必要由通风区编写排放瓦斯安全办法。排施时必要停电撤人和分级管理(2.4%以上由救护队排放),控制排放浓度,使排出瓦斯在第一汇合点风流中不超过1.2%。27、局部通风机必要采用压入式通风。28、必要严格执行“一炮三检查”和“三人联锁放炮”制度,29、必要加强装药前,放炮前和放炮后瓦斯检查,放炮后必要等炮烟所有吹散后人员方可进入运送巷。距掘进工作面5米安设一台甲烷传感器,后方回风巷中安设一台甲烷传感器,当风流中瓦斯浓度达到0.8%或二氧化碳浓度超过1.5%时,必要停止工作,撤出人员,采用办法进行解决。30、掘进工作面风流中瓦斯浓度达到0.8%时必要停止用电煤钻打眼;爆破地点附进20m以内风流中瓦斯浓度达到0.8%时禁止爆破。31、对瓦斯浓度超过规定被切断电源电器设备,必要在瓦斯浓度降到0.8%如下时,方可通电开动。32、每个班必要派专职瓦斯检查员现场跟班,瓦斯检查工必要认真检查掘进迎头及回风流中瓦斯,严格执行瓦斯检查、报告制度。33、瓦斯检查工必要执行瓦斯巡回检查制度和请示制度,并认真填写瓦斯检查班报。每次检查成果必要记入瓦斯检查班报手册和检查地点记录牌上,并告知现场工作人员。瓦斯浓度超过《煤矿安全规程》关于条文规定期,瓦斯检查工有权责令现场人员停止工作,并撤到安全地点。34、瓦斯检查工必要严格执行现场交接班制度和岗位责任制,禁止脱岗,空班漏检,禁止岗上睡觉,禁止制造假数据和假报告,必要做到瓦斯检查“三对口".35、瓦斯检查工携带光学甲烷检查仪必要敏捷、精确、可靠,做到认真维护与保养,有问题时,必要送地面维修组维修,禁止在井下拆修瓦检器。36、加强瓦斯断电仪维护、检查与调试,保证敏捷、精确、可靠,按规定移动探头位置。37、掘进迎头电煤钻及回风巷中电器必要实行风电、瓦斯电闭锁。38、防治煤与瓦斯突出必要编制专项防突设计和防突安全办法,严格按“四位一体”综合防突办法进行管理,防止煤与瓦斯突出事故发生。第三节顶板管理1、施工人员每次进入掘进迎头,必要站在安全地点由外向里先进行敲帮问顶,摘除活岩危石,检查工作面顶帮和支护状况,当安全无问题时方可进行其他工作。掘进中,施工人员应坚持20分钟一次敲帮问顶制度。2、找顶工作必要遵守下列规定:①找顶工作应有2名有经验人员担任,一人找顶、一人观测顶板和退路。找顶人员应站在安全地点,观测人应站在找顶人侧背面,并保证退路畅通。②找顶应从有支护完好地点开始,由外向里先顶部后两帮,依次进行,找顶范畴内禁止其她人员进入或逗留。③找顶工作人员应戴手套,用长把工具找顶时,要防止煤矸顺杆而下伤人。④顶帮遇有大块断裂煤矸或煤矸离层时,应一方面设立暂时支护,保证安全后再顺着裂隙、层理慢慢地找下,不得硬刨强挖。3、掘进工作面禁止空顶作业。接近掘进工作面10m内支护,在爆破前必要检查并加固。4、巷道新开门口或施工机头峒室、躲避硐、及水仓等工程要选在顶板较好处施工,施工前必要编制专门补充办法,并严格按办法施工。巷道(调线、躲避硐、水仓)开门口必要使用顺槽抬棚,顺槽抬棚用11#矿用工字钢制作。抬棚要同步托住开门口范畴内及其两侧各不少于1架原棚梁,抬棚与插梁间间隙用木楔或木座加快、加牢,但不得重楔重座,插梁与抬棚及棚腿结合处都要焊挡板,抬棚两端必要采用锚杆配合铁托板固定牢固。5、迎头未支齐三架永久正规棚或因巷道变坡、调线,不能正常使用前探支架时,必要用前探小杆作为暂时支护(前探小杆规格:1200×70×50㎜),前探小杆插入迎头第一架棚不少于0.5m,根数不少于6根,且均匀布置,前端必要用小杆、木楔接实顶板,前探小杆最大控顶距不超过0.8m。6、巷道调线开门口位置要依照现场状况拟定,应避开断层带、破碎带、三岔口、老巷及实体煤与老空交界处。确因客观条件不能避开要采用相应加强支护办法。7、巷道开门或开宽时必要在施工地点原巷道支护形式基本上,采用加强支护办法,依照现场状况在补充办法中做出详细规定。8、巷道开门口要浅打眼,少装药,采用有效办法,减少对基心及门口两侧岩体破坏,若基心岩体破坏严重时,基心处支设棚子要牢固可靠,打上撑杆。不准有四不靠门棚。9、巷道过断层、围岩破碎带、老空集水区等都必要依照现场实际提前编制施工补充办法,并严格按办法施工。10、支架要严格按中线架设,棚梁垂直中线,棚梁之上小杆要垂直棚梁,其中两根必要压肩,两腿必要落到实底,不得高吊失脚,腿窝深不低于200mm,有水沟一侧腿窝至水沟底如下100mm。11、迎头所有支架必要架设牢固,迎山有力,顶帮要背紧刹牢,两帮及顶板空隙过大处,需用木垛靠帮背顶,架设木垛不得使用重楔。12、棚腿两端必要焊接金属垫板,以增长与棚梁接触面积和减少棚腿钻底量,棚梁与棚腿亲口处必要使用木垫板,禁止使用弯曲或焊接棚腿。13、为保证支架稳定性,相邻金属支护之间必要垂直棚腿打牢木撑杆,木撑杆位于棚头如下1.0m处。14、更换支架时,必要做到先支后回,由外向里逐架进行,提前加固好临近支架,禁止空顶作业,在拆除原支架先后必要及时除掉顶帮活矸。在独头巷道内翻修支架时,其翻修段以里不得有人,以防冒顶堵人。15、迎头如浮现片帮冒顶,在解决落棚过程中,一定要做到一人操作,一人监护,并保持后退路畅通,发现问题及时撤人。16、撤换支架工作应持续进行,在一架未竣工(涉及支或回)之前,不得终结工作。不持续施工时,每次工作结束时,必要接顶封帮,保证工作地点安全。17、巷道交岔口要挂牌、编号并贯彻专人管理。爆破管理1、掘进工作面所有爆破人员,涉及爆破、送药、装药人员,必要熟悉爆炸材料性能和煤矿安全规程关于规定。2、井下爆破工作必要由专职爆破工担任,严格按掘进工作面作业规程及其爆破阐明书进行打眼和装药、放炮,打眼时不得顺裂隙打眼、不许与原炮眼打透、也不得打在残眼上。3、爆破作业必要严格执行“三遍哨子制”(一响撤人、二响爆破、三响解除)、“三保险”(站岗、设立警标、吹哨)和“一炮三检制”(装药前、爆破前、爆破后检查瓦斯)、“三人连锁放炮制度”(装药前,爆破工将警戒牌交给班组长,由班长亲自派专人警戒,并将爆破命令牌交给瓦斯检查员,由瓦斯检查员检查瓦斯、煤尘浓度合格后,将爆破牌交给爆破工,爆破工吹哨后爆破,爆破后三牌各归原主)。4、不得使用过期或严重变质爆炸材料。不能使用爆炸材料必要交回爆炸材料库。5、爆破作业,必要使用煤矿许用炸药和煤矿许用毫秒延期电雷管,煤矿许用炸药安全级别不得低于三级,煤矿许用毫秒延期电雷管最后一段延期时间不得超过130ms。6、禁止使用2台及2台以上发爆器同步进行爆破。7、爆破工必要把炸药、电雷管分开存储在专用爆炸材料箱内,并加锁;禁止乱扔、乱放。爆炸材料箱必要放在顶板完好、支架完整,避开机械、电气设备不潮湿地点。爆破时必要把爆炸材料箱放到警戒线以外安全地点。8、从成束电雷管中抽取单个电雷管时,不得手拉脚线硬拽管体,也不得手拉管体硬拽脚线,应将成束电雷管顺好,拉住前端脚线将电雷管抽出。抽出单个电雷管后,必要将其脚线扭结成短路。9、装配起爆药卷时,必要遵守下列规定:①必要在顶板完好、支护完整、避开电气设备和导电体爆破工作地点附近进行。禁止坐在爆炸材料箱上装配起爆药卷。装配起爆药卷数量以当时本地需要数量为限。②装配起爆药卷必要防止电雷管受震动、冲击,折断脚线和损坏脚线绝缘层。③电雷管必要由药卷顶部装入,禁止用电雷管代替竹、木棍扎眼。电雷管必要所有插入药卷内。禁止将电雷管斜插在药卷中部或捆在药卷上。④电雷管插入药卷后,必要用脚线将药卷缠住,并将电雷管脚线扭结成短路。10、装药前,必要一方面清除炮眼内岩粉,再用木质或竹质炮棍将药卷轻轻推入,不得冲撞或捣实。炮眼内各药卷必要彼此密接。有水炮眼,应使用抗水型炸药。装药后,必要把电雷管脚线悬空,禁止电雷管脚线、爆破母线与运送设备、电气设备以及掘进机械等导电体相接触。11、炮眼封泥应用水炮泥,水炮泥外剩余炮眼某些应用粘土炮泥或用不燃性、可塑性松散材料制成炮泥封实。禁止用煤粉、块状材料或其她可燃性材料作炮眼封泥。无封泥、封泥局限性或不实炮眼禁止爆破。禁止裸露爆破,禁止放糊炮,禁止使用非发爆器起爆。12、炮眼深度和炮眼封泥长度应符合下列规定:①炮眼深度不大于0.6m时,不得装药、爆破;在特殊条件下,如挖底、刷帮、挑顶确需浅眼爆破时,必要制定浅眼爆破安全办法,经矿总工程师批准,炮眼深度可以不大于0.6m,但必要封满炮泥。②炮眼深度为0.6~1m时,封泥长度不得不大于炮眼深度1/2。③炮眼深度超过1m时,封泥长度不得不大于0.5m。④光面爆破时,周边光爆炮眼应用炮泥封实,且封泥长度不不大于0.3m。⑤工作面有2个或2个以上自由面时,煤层中最小抵抗线不得不大于0.5m,岩层中最小抵抗线不得不大于0.3m。浅眼装药爆破大岩块时,最小抵抗线和封泥长度不得不大于0.3m。13、装药前和爆破前有下列状况之一,禁止装药、爆破:①掘进工作面控顶距离不符合伙业规程规定,或者支护不合格时。②爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到0.8%。③在爆破地点20m以内,矿车、未清除煤矸或其他物体堵塞巷道断面1/3以上。④炮眼内发现异状、温度骤高骤低、有明显瓦斯涌出、煤岩松散。⑤掘进工作面风量局限性。14、爆破前,必要加强对固定机械设备和电缆保护,并将流动设备移出工作面。爆破前,班组长必要亲自布置专人在警戒线和也许进入爆破地点所有通路上担任警戒工作,警戒人员必要在安全地点警戒。警戒线处应设立警戒牌、栏杆或拉绳。15、爆破母线和连接线应符合下列规定:①爆破母线必要符合原则。②爆破母线和连接线、电雷管脚线和连接线、脚线和脚线之间接头必要互相扭紧并悬挂,不得刮板输送机、金属管、金属网等导电体相接触。③巷道掘进时,爆破母线应随用随挂。不得使用固定爆破母线。④爆破母线与电缆、信号线应分别挂在巷道两侧。如果必要挂在同一侧,爆破母线必要挂在电缆下方,并应保持0.3m以上距离。⑤只准采用绝缘母线单回路爆破,禁止用刮板输送机、金属管、金属网、水或大地当作回路。⑥爆破前,爆破母线必要扭结成短路。⑦爆破工使用爆破母线要符合原则规定,不得有接头,禁止采用固定母线爆破。16、井下爆破必要使用发爆器。发爆器必要采用煤矿电容式发爆器。并认真填写《放炮作业闭合流程卡》。17、每次爆破作业前,爆破工必要做电爆网路全电阻检查(引爆前,把两条爆破母线用手指压在两个测量端子上,如测量灯亮阐明各雷管线联结良好,否则会浮现哑炮,应检查线路排除故障,测量合格后再起爆)。禁止用发爆器打火放电检测电爆网路与否导通。发爆器必要统一管理、发放。必要定期校验发爆器各项性能参数,并进行防爆性能检查,不符合规定禁止使用。18、爆破工必要最后离开爆破地点,并必要在视频监控地点起爆。起爆地点必要设在进风侧防爆风门之外全风压通风新鲜风流中或避难硐室内,不不大于300m。爆破结束吹解除哨后方可撤岗。19、发爆器开关钥匙必要由安监员或班组长随身携带,发爆器起爆把手必要由爆破工随身携带,禁止转交她人。不到爆破通电时,不得将钥匙和把手插入发爆器。爆破后,必要及时将钥匙和把手拔出,摘掉母线并扭结成短路。20、爆破前,脚线连接工作可由通过专门训练班组长协助爆破工进行。爆破母线连接脚线、检查线路和通电工作,只准爆破工一人操作。爆破前,班组长必要清点人数,确认无误后,方准下达起爆命令。爆破工接到起爆命令后,必要先发出爆破警号,至少再等5s,方可起爆。装药炮眼应当班爆破完毕。特殊状况下,当班留有尚未爆破装药炮眼时,当班爆破工必要在现场向下一班爆破工交待清晰。21、爆破结束等待30分钟,回风巷炮烟被吹散后,爆破工、瓦斯检查工和班组长必要一方面巡视爆破地点,检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支护、拒爆、残爆等状况。22、迎头每次放炮后和打眼前,必要认真检查、清理浮碴(下山迎头还要排净积水),待确认无拒爆、残爆后,方可进行施工。23、通电后来拒爆时,爆破工必要先取下把手或钥匙,并将爆破母线从电源上摘下,扭结成短路,再等15min,才可沿线路检查,找出拒爆因素。24、解决拒爆、残爆时,必要在班组长指引下进行,并应在当班解决完毕。如果当班未能解决完毕,当班爆破工必要现场向下一班爆破工交待清晰。解决拒爆时,必要遵守下列规定:①由于连线不良导致拒爆,可重新连线起爆。②在距拒爆炮眼0.3m以外另打与拒爆炮眼平行新炮眼,重新装药起爆。③禁止用镐刨或从炮眼中取出原放置起爆药卷或从起爆药卷中拉出电雷管。无论有无残存炸药禁止将炮眼残底继续加深;禁止用打眼办法往外掏药;禁止用压风吹拒爆(残爆)炮眼。④解决拒爆炮眼爆炸后,爆破工必要详细检查炸落煤、矸,收集未爆电雷管。⑤在拒爆解决完毕此前,禁止在该地点进行与解决拒爆无关工作。25、爆破后,担任警戒人员接不到或听不清撤岗信号,不准擅自撤岗。26、严格执行爆炸材料领退制度,领退要有记录、签字做到用多少领多少,剩余某些必要交回爆炸材料库,禁止乱扔乱放。由爆炸材料库直接向工作地点用人力运送爆炸材料时,应遵守下列规定:①电雷管必要由爆破工亲自运送,炸药应由爆破工或在爆破工监护下由其她人员运送。②爆炸材料必要装在耐压和抗撞冲、防震、防静电非金属容器内。电雷管和炸药禁止装在同一容器内,禁止将爆炸材料装在衣袋内。领到爆炸材料后,应直接送到工作地点,禁止半途逗留。27、迎头放炮必要实行一次装药一次起爆,禁止一次装药,分次起爆。第五节防治水管理1、必要遵循“逢掘必探,先探后掘”原则,确认安全后方可恢复掘进。2、掘进巷道低洼处安设KQW30-50-7.5型潜水泵,并有一台备用泵,保持正常运转。3、掘进过程中加强水情观测,发现异常及时报告调度室和技术部,并采用相应办法进行解决。第六节机电管理1、井下不得带电检修、搬迁电气设备、电缆和电线。检修或搬迁前,必要切断电源,检查瓦斯,在其巷道风流中瓦斯浓度低于0.8%时,再用与电源电压相适应验电笔检查;检查无电后,方可进行导体对地放电。控制设备内部安有放电装置,不受此限。所有开关闭锁装置必要能可靠地防止擅自送电,防止擅自开盖操作,开关把手在切断电源时必要闭锁,并悬挂“有人工作,不准送电”字样警示牌,只有执行这项工作人员才有权取下此牌送电。2、操作井下电气设备应遵守下列规定:①非专职人员不得擅自操作电气设备。②手持式电气设备操作手柄和工作中必要接触某些必要有良好绝缘。3、容易遇到、裸露带电体及机械外露转动和传动某些必要加装护罩或遮栏等防护设施。4、电气设备不应超过额定值运营,防爆电气设备入井前,应检查其“产品合格证”、“防爆合格证”、“煤矿矿用产品安全标志”及安全性能;检查合格并签发合格证后,方准入井。5、掘进工作面配电点应设在专用硐室内,所有电气设备安装地点不得有淋水或滴水,每台设备必要上台挂牌。配电点位置和空间必要能满足设备检修及其他设备安装规定,并用不燃性材料支护。6、井下电缆选用应遵守下列规定:①电缆敷设地点水平差应与规定电缆容许水平差相适应。②电缆应带有供保护接地用足够截面导体。③电缆主线芯截面应满足供电线路负荷规定。7、敷设电缆(与手持式或移动式设备连接电缆除外)应遵守下列规定:①电缆吊挂必要用电缆钩。②巷道中悬挂电缆应有恰当弛度,并能在乎外受力时自由坠落。③电缆钩悬挂间距不得超过3m。8、电缆不得悬挂在风管或水管上,不得遭受淋水侵蚀。电缆上禁止悬挂任何物件。电缆与压风管、供水管在巷道同一侧敷设时,必要敷设在管子上方,并保持0.3m以上距离。9、电缆连接应符合下列规定:①电缆与电气设备连接,其芯线必要使用齿形压线板(卡爪)或线鼻子与电气设备进行连接。②不同形电缆之间禁止直接连接必要通过符合规定接线盒、连接器或母线盒进行连接。③同形橡套电缆之间连接必要修补连接(涉及绝缘、护套及损坏橡套电缆修补)必要采用阻燃材料进行硫化热补或与热补有同等效能冷补。在地面修补橡套电缆必要经浸水耐压实验,合格后方可下井使用。在井下冷补电缆必要定期升井实验。④三台以上电气设备必要设立局部接地极,可设立在巷道水沟内或其他就近潮湿处。设立在水沟内局部接地极应用面积不不大于0.6m2、厚度不不大于3mm钢板或具备同等有效面积钢管制成,并平放与水沟深处。设立在其他地点局部接地极,可用直径不不大于35mm、长度不不大于1.5m钢管制成,管上应至少钻有20个直径不不大于5mm透孔,并垂直所有埋入底板;也可用直径不不大于22mm、长度为1m2根钢管制成,每根钢管上应钻10个直径不不大于5mm透孔,两根钢管相距不得不大于5m,并联后垂直埋入底板,垂直埋深不得不大于0.75m。10、井下防爆电气设备运营、维护和修理,必要符合防爆性能各项技术规定。防爆性能遭受破坏电气设备,必要及时解决或更换,禁止继续使用。11、井下过流保护整定值必要与计算值一致,禁止使用敏捷度不合格相敏保护,各类过流保护要按规定定期进行电气实验,下井前必要进行通流实验。12、禁止甩掉、停用井下各种电气保护。非专业人员禁止操作检漏继电器,各硐室内检漏继电器必要加锁,使用中检漏继电器要按规定进行电容电流补偿调节,严格执行日检和远方实验制度。13、严格执行停送电制度,停电必要挂牌,工作迈进行验电、放电,禁止带电作业。14、正在使用中各种电缆必要按规程规定吊挂,禁止用铁丝吊挂。通过维修电缆必要进行浸水实验,耐压合格后方可下井。15、存在下列问题电气设备及小电不得下井使用:①防爆结合面锈蚀、划痕超过规定。②绝缘座破裂导致接线柱松动,接线柱变形或螺纹滑扣。③导电螺栓、螺母锈蚀超规定。④喇叭嘴不配套或断裂、缺损。⑤开关本体与外壳不配套,转盖与外壳不配套、缺手把或转动不灵活,开关内腔上方导电螺栓与接线鼻连接不牢。⑥开关机械闭锁失效。⑦开关内缺电源隔离罩、电源危险牌、防尘罩。⑧开关底托架断裂或固定不牢。⑨没有通过指定电气设备防爆检查员检查出具防爆合格证;随有合格证但检查期超过6个月或没盖检查员编号章。⑩电机风翅处护罩与电机外壳固定不牢。16、电气设备金属外壳和铠装电缆接线盒外接地螺栓应齐全、完整合格,不得锈蚀。17、机械某些重要连接部件或受冲击载荷容易松动部位螺母应使用防松螺母(备帽)或其他防松装置。电气某些紧固用螺栓、螺母应有防松装置,弹簧垫圈应紧靠螺母安设。18、同一部件紧固件(涉及平垫、弹簧垫)规格应一致。19、螺母拧紧后,螺栓螺纹应露出螺母1~3个螺距,不得在螺母下面加多余垫圈或螺母来减少螺栓伸出长度。20、电气设备隔爆外壳应清洁、完整无损并有清晰防爆标志。有下列状况者为失爆:①外壳有裂纹、开焊、变形长度超过50mm,同步凹凸深度超过5mm。②使用未经指定检查单位发证工厂生产防爆部件(指受压传爆核心件)。③防爆壳内外有锈皮脱落。④闭锁装置不全、变形损坏起不到机械闭锁作用。⑤隔爆室(腔)观测窗(孔)透明板松动、破裂或使用普通玻璃。⑥防爆电机接线盒缺内隔爆绝缘座。⑦变化隔爆外壳原设计安装形状,导致电气间隙或爬电距离不符合规定。21、电缆引入装置接线嘴应完整洁全紧固,密封良好。22、电气设备必要使用综合保护开关,风电闭锁等安全保护装置,自动停电时,待查明因素,确认无误后,再人工送电。23、各低压操作信号打点器都必要使用防
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